广西某赤褐铁矿选矿试验研究

对广西某含铁品位为52.07%、磁性率(FeO/TFe)为2.11%的难选赤褐铁矿矿石进行理化性能分析和矿物工艺学研究,并进行了强磁选、还原焙烧—磁选选矿试验,确定还原焙烧—磁选可以获得较好的选别指标为:精矿铁品位达63.27%,产率达82.70%,铁回收率95.99%,有害元素硫,磷都较低,SiO2、Al2O3、CaO、MgO的含量都能满足高炉冶炼的要求,属于优质铁精矿.     

硫酸渣磁化焙烧—磁选提铁降硫

硫酸渣铁品位为55.08％,其中有害元素硫的含量为1.3％.为高效利用硫酸渣,必须提高铁含量、降低硫磷等有害元素.硫酸渣试样直接进行弱磁选,得到铁精矿品位60.54％,精矿回收率仅为54.46％,采用磁化焙烧-弱磁选的方法来进行选铁试验,通过对磁化焙烧时间、磁化焙烧温度、还原剂的质量配比等条件试验,确定了在焙烧时间40 min,焙烧温度750℃,还原剂10％的最佳焙烧条件.焙烧矿磨矿至-0.074 mm 97.02％,用弱磁选管进行磁选的最佳试验条件,在此焙烧条件下,进行一粗一精的磁选,获得了铁品位64.57％,精矿回收率86.99％,硫含量降低到0.13％.     

锡石与黄铁矿共生的低品位锡精矿新流程的探索

采用某锡矿山含Ｓｎ２３．０９％左右锡石与黄铁矿共生的低品位锡精矿，用沸腾焙烧的方法进行氧化磁化焙烧，焙烧后的产物经过磁选后分离锡精矿中的锡和铁。结果表明焙烧后锡的品位提高到４３．７％～４７．６％，从而满足还原熔炼对锡精矿品位的要求，具有一定的实用价值。     

锡石与黄铁矿共生的低品位锡精矿新流程的探索

采用某锡矿山含Ｓｎ２３．０９％左右锡石与黄铁矿共生的低品位锡精矿，用沸腾焙烧的方法进行氧化磁化焙烧，焙烧后的产物经过磁选后分离锡精矿中的锡和铁。结果表明焙烧后锡的品位提高到４３．７％－４７．６％，从而满足还原熔炼对锡精矿品位的要求，具有一定的实用价值。     

河北某鲕状(菱)赤铁矿选矿试验研究

对河北某地含铁品位38.57%的鲕状(菱)赤铁矿进行了选矿试验研究,考察了该矿石的工艺矿物学特征,重点研究了采用磁选、浮选、磁化焙烧.弱磁选等选别工艺的分选效果,试验结果表明磁化焙烧-弱磁选工艺是分选此类难选铁矿石的有效方法.在温度750℃,焙烧时间80min,煤粉配比5%的最佳焙烧条件下,焙烧矿经弱磁选可以获得精矿铁品位为59.94%.回收率84.87%的良好指标,并通过XRD分析对磁化焙烧的反应机理进行了初步的探讨.     

低品位铁矿石流化焙烧-磁选提质试验研究

针对我国低品位铁矿石嵌布粒度极细,成分复杂,难提难选的现况,运用循环流化床和磁选管进行劣质铁矿石的流化焙烧 磁选试验研究,试验采用CO、N2的混合气体营造还原性气氛（其中CO体积分数为10%）,将粒径为1 mm以下的新疆某低品位铁矿石（原矿铁品位为9.63%）于850 ℃焙烧10 min,得到强磁性的磁铁矿,将焙烧产物破碎细磨（磨至200 目以下占75%）,利用湿式磁选管在71.66 kA/m的磁场强度下进行弱磁选抛尾,可以得到铁精矿品位为46.25%,全铁回收率为25.52%的选矿指标.研究表明,运用循环流化床焙烧-弱磁选的方法提质铁矿石,可以有效地减少焙烧时间,在保证选矿达标的基础上,有效地降低生产周期.     

某细粒难选褐铁矿的分选研究

对某褐铁矿进行了磁选、焙烧-磁选、重选及浮选实验研究,研究结果表明,采用强磁选工艺流程分选该褐铁矿可以获得较满意的指标。经正交试验优化后,一次磁选可使褐铁矿品位从32.91%提高到58.64%,回收率达90.87%,产率达51%;焙烧磁选工艺可获得铁精矿品位达61.16%,回收率达67.39%,产率达36%。从经济且环保的角度出发,认为该细粒难选褐铁矿的分选采用强磁选工艺流程比较适宜。     

铁矿石深度还原过程中助还原剂的作用及机理

针对我国低品位难选铁矿储量大、利用率低的问题,采用深度还原焙烧-磁选法对低品位难选赤铁矿石进行了研究.试验结果表明,在以煤作还原剂,用量30%,JZQ-F1为助还原剂,用量为15%,焙烧温度为1 200℃,焙烧时间为90min的条件下,可以得到铁品位91.27%、铁回收率91.04%的铁精矿.利用X射线衍射(XRD)和扫描电镜(SEM)对还原过程中助还原剂JZQ-F1和JZQ-F2的作用机及理进行研究.发现JZQ-F1可以促进浮氏体还原为金属铁,并且可以抑制铁橄榄石的生成.JZQ-F2也可抑制铁橄榄石的生成,并且与原矿中石英发生反应,破坏原矿结构,使还性原气体更易和赤铁矿接触发生还原反应.     

阎地拉图红铁矿选矿工艺研究

对阎地拉图红铁矿进行了焙烧磁选、强磁选、重选及重选－强磁选四种选矿工艺的试验研究，结果表明，用螺旋溜槽选别＋０．０７４ｍｍ粒级，用强磁选别－０．０７４ｍｍ粒级的重选－强磁选方案可得到品位为５１．００％、回收率为７２．３０％的综合铁精矿。该方案投资少，生产成本低，适合现厂的实际。     

干法磁选在锌挥发窑窑渣综合利用中的应用研究

在对东升公司锌挥发窑窑渣的物性进行深入分析基础上,确定了以干法磁选为主要选别方法的原则流程,对其中的铁和焦炭进行回收利用．干式选别方法的应用减少了流程中的水处理环节,简化了流程．实验采用多段磁选,弱磁选铁,强磁选炭的工艺流程,得到很好的选别效果,铁粉品位高达67．68％,回收率79．98％;焦粉含碳56．0％,回收率61．93％．此工艺有着潜在的工业应用价值．     

某鲕状赤铁矿流化床燃煤还原焙烧-磁选研究

运用小型循环流化床锅炉,针对铁品位为49.20%、磷质量分数为1.16%的湖北某鲕状赤铁矿进行磁化焙烧-磁选试验研究.试验结果表明,将粒径为106～150 μm的鲕状赤铁矿在700 ℃下焙烧15 min,选取磨矿后粒径在74 μm以下的颗粒质量分数为85%的焙烧矿物,运用湿式磁选管在139.22 kA/m的磁场强度下对筛选后的焙烧矿物进行磁选抛尾,可以获得铁品位为55.12%、全铁回收率为70.11%、磷质量分数为0.67%的铁精矿.研究表明,运用循环流化床局部还原性气氛高速磁化焙烧铁矿石是可行的,运用该磁化焙烧-磁选工艺流程可以达到一定的提铁降磷效果.     

Magnetic and flotation studies of banded hematite quartzite （BHQ） ore for the production of pellet grade concentrate

To identify and establish beneficiation techniques for banded hematite quartzite (BHQ) iron ore, a comprehensive research on BHQ ore treatment was carried out. The BHQ ore was assayed as 38.9wt% Fe, 42.5wt% SiO2, and 1.0wt% Al2O3. In this ore, hematite and quartz are present as the major mineral phases where goethite, martite, and magnetite are present in small amounts. The liberation of hematite particles can be enhanced to about 82% by reducing the particle size to below 63 μm. The rejection of silica par...     

低配碳含碳球团组分对低温熔分性能的影响

根据低配碳直接还原—低温熔分工艺制备粒铁的技术思想,考察了渣相成分对熔分开始时间及熔分后铁收得率的影响.试验结果表明,随着CaO添加量的增加,球团熔分开始时间先减小后增加.当CaO添加量为2.0%时,熔分开始时间最短.n（C）/n（O）为0.8时,渣相熔点较低,流动性较好,有利于渣铁分离.综合考虑熔分时间、铁收得率及能耗等,实验室条件下的最佳工艺参数为n（C）/n（O）=0.8,CaO添加量为2.0%,反应时间40 min（熔分开始时间30 min＋熔分时间10 min）.该条件下铁收得率约为85%,铁粒中铁含量约为94%,金属化率达95%以上,可作为优质的电炉炼钢原料.     

磁化矿石颗粒模型及磁选过程分析

基于磁选过程中颗粒尺寸、磁场强度和磁选精矿品位三者之间的关系,建立磁化矿石颗粒模型,对其进行理论分析与计算,确定最佳磁场强度,并进行磁化矿石的磁选研究。结果表明：在配煤量4%（质量分数）,焙烧温度850℃,焙烧时间60 min,磨矿细度-0.074 mm占60%（质量分数）,磁场强度为40 mT的条件下,得到铁品位57.7%（质量分数）,铁回收率90.3%（质量分数）的铁精矿,较好地实现了铁精矿的富集和回收。     

Recovering limonite from Australia iron ores by flocculation-high intensity magnetic separation

Successful recovery of limonite from iron fines was achieved by using flocculation-high intensity magnetic separation （FIMS） and adding hydrolyzed and causticized flocculants according to the characteristic of iron fines. The separation results of the three iron samples are as follows： iron grade 66.77%- 67.98% and the recovery of iron 69.26%-70.70% by the FIMS process with flocculants. The comparative results show that under the same separation conditions the F1MS process can effectively increase the recovery of iron by 10. 97%- 15.73%. The flowsheet results confirm the reliability of the process in a SHP high intensity magnetic separator. The concentrate product can he used as raw materials for direct reduction iron-smelting. The hydrolyzed and causticized flocculants can selectively flocculate fine feebly-magnetic iron mineral particles to increase their apparent separation sizes. The larger the separation size, the stronger the magnetic force. By comparing the separation results of the three samples it is found that among the three samples the higher the limonite content, the better the separation result. This means that the separation result relates closely to the flocculation process and the adding pattern of the flocculant.     

红格矿深还原一熔分过程及钒、铬走向的研究

深还原一熔分固相还原后的金属化球团生产钒铬生铁是利用红格矿的途径之一．由于V2O5与CrO3,的赋存、分布以及冶炼过程中的走向基本一致,综合回收利用二者可一起考虑．为了提高钒、铬回收率,实现钛和铁的有效分离,通过单因素试验考察了在氩气保护下,配料的碱度、深还原一熔分温度和配碳量对熔分过程和钒、铬走向的影响．结果表明,当熔渣碱度为1.2,配碳量为0.5％,熔分时间为15min,熔分温度为1610℃时,渣铁的分离效果较好,且有利于钒、铬熔于铁相．     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁（TFe）含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标：精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁(TFe)含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标:精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.